煤矿联巷掘进作业规程
煤矿掘进作业规程讲解
陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿一采区4号车场掘进作业规程陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿编制二O一五年八月目录第一章概述 (1)第一节工程概述 (1)第二节编制依据 (1)第三节矿压资料 (1)第二章地质说明书 (3)第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (3)第二节煤层赋存特征及地质构造和水文 (3)第三章巷道布置与支护说明书 (5)第一节巷道布置与施工顺序 (5)第二节巷道支护 (7)第四章施工工艺 (24)第一节施工方法 (24)第二节爆破作业 (24)第三节综掘施工 (31)第四节装载与排运 (32)第五节管线及轨道敷设 (34)第五章劳动组织与主要技术经济指标 (36)第一节循环作业方式 (36)第二节劳动组织 (37)第三节主要技术经济指标 (40)第六章主要生产系统 (42)第一节通防系统 (42)第二节供电系统 (54)第三节压风系统 (63)第四节排水系统 (63)第五节运输系统 (63)第六节安全避险系统 (67)第七节照明、信号系统 (69)第七章避灾路线 (72)第一节灾害应急措施 (72)第二节避灾路线 (74)第八章主要安全技术措施 (77)第一节施工准备与一般性措施 (77)第二节一通三防 (78)第三节顶板管理 (82)第四节爆破管理 (83)第五节防治水管理 (87)第六节机电管理 (87)第七节运输管理 (99)第八节其他 (101)第九章附件 (104)陕西旬邑青岗坪矿业有限公司青岗坪煤矿一采区4号车场掘进作业规程第一章概述第一节工程概述一采区4号车场布置在一采区延伸区域起始段，自一采区辅助运输巷延伸段西侧帮开窝，经一采区西翼爬升迂回后，从上方越过一采区三道延伸巷，与42106运输顺槽衔接。
车场向南接近一采区第一联络巷，且与一采区三道延伸巷形成3处立体交叉点；其转至与42106运输顺槽同向后，还开凿出2条联络巷，分别与一采区辅助运输巷和一采区回风巷连通。
掘进工操作规程
掘进工操作规程
《掘进工操作规程》
一、概述
掘进工是矿井开采的重要工序之一，其安全和高效的操作对矿井生产至关重要。
为了规范掘进工的操作，提高工作效率和安全生产水平，制定了《掘进工操作规程》。
二、操作要求
1. 掘进工必须经过专门培训和考核，持证上岗。
2. 在进行掘进作业前，必须进行安全检查，并填写安全作业手续。
3. 操作人员必须佩戴防护用具，严禁穿拖鞋、长发松散等不符合安全要求的行为。
4. 禁止擅自更改掘进工作面的设计和参数，必须按照规定的施工方案进行作业。
5. 在掘进作业中，应严格执行煤矿安全操作规程，注意通风、瓦斯、地质等安全风险。
三、操作流程
1. 掘进前准备：确认掘进工作面的设计和参数，检查设备和工具的完好情况。
2. 掘进作业：按照规定的施工方案进行掘进作业，操作人员应密切配合，注意沟通，确保安全和高效。
3. 施工结束：清理现场、整理设备、记录工作情况。
四、操作注意事项
1. 严格执行煤矿安全规程，保证通风、排水、瓦斯治理等工作的正常进行。
2. 对瓦斯超限区域和地质变形区域要进行特别注意，严禁超范围作业。
3. 发现安全隐患时，应立即停止作业并上报，不能擅自进行处理。
4. 对设备的维护保养和安全操作要求进行定期检查，确保设备的稳定性和安全性。
五、总结
《掘进工操作规程》的制定和落实，对于提高掘进工作的安全性和生产效率具有重要意义。
操作人员必须严格遵守规程，才能保证矿井生产的安全和稳定。
同时，矿山企业也应加强对规程的宣传和培训，提高操作人员的安全意识和技能水平。
巷道掘进作业规程
巷道掘进作业规程概况第一节概述一、巷道名称:皮带顺槽及切眼。
二、掘进目的及巷道用途：掘进目的是为回采工作面形成生产系统,满足其回采时的煤炭运输、通风、行人的需要。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限：1、巷道设计长度及坡度皮带顺槽工程量为1790m（平距），切眼工程量为100m（平距），总工程量1890m。
巷道坡度为1～9°，平均5°。
2、服务年限：1.5-年四、预计开、竣工时间：本巷道预计2010年10月开工, 2011年8月竣工。
第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间《采区设计》，批准时间2006年05月，《采区变更设计》，批准时间2008年12月。
二、地质说明书及批准时间地质说明书名称是《肥城矿业（集团）有限责任公司梁宝寺煤矿工作面掘进地质说明书》，批准时间为2010年9月9日。
三、矿压观测资料根据北翼轨道、皮带及西翼集中轨道、皮带、回风巷及其他相同地质条件下的矿压观测资料和该巷道支护参数，表明向背斜轴部、断层处围岩破碎、压力大，应力集中且局部有淋水。
相邻北翼集中轨道、皮带大巷掘进时有“煤炮”发生。
四、依据法律、法规、《煤矿安全规程》、《井巷工程施工及验收规范》（GBJ21-90）、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）及其它有关规定。
第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表一井上、下对照关系情况表表一第二节煤(岩)层赋存特征一、该面煤层为气煤，在距设计切眼以南约570m位置处煤层出现分岔；煤层结构较简单，煤层倾角1～9°，平均5°。
据附近L4-6、L4-2、98-B2等钻孔资料，煤层总厚2.77～5.78m，平均4.2m。
煤层普氏硬度系数f=1.8。
煤层特征情况见表二煤层特征情况表表二二、顶、底板岩性及特征煤层顶底板情况见表三煤层顶底板情况表表三三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等：该煤层瓦斯绝对涌出量为CH4：0.65m/min，CO2：1.52m/min，属低瓦斯区域，煤（矿）尘具有爆炸危险性，爆炸指数为44.54%。
煤矿工人技术操作规程巷道掘进部分操作规程
煤矿工人技术操作规程巷道掘进部分操作规程煤矿工人技术操作规程巷道掘进部分操作规程总则第1条为保证井巷掘施工符合规定的作业程序和操作要领，工程质量达到设计准许，工艺流程按正规循环作业管理，以提高掘进效益，保证安全作业，特制定本规程。
第2条凡参加井巷施工的人员，施工前必须认真学习工程施工组织设计和作业规程，要熟悉施工巷道的辅助工具、施工条件、施工方法、施工要求、质量标准、安全措施和避灾路线，以及可能出现的问题等，并须在时须考试合格右侧准参加施工。
开工前，应做好下列检查组织工作：1.所需各类工具、器材、机具、零配件等是否备齐，其品种、材质、规程、数量等是否符合规定明确要求。
2.工作范围内的巷道支护是否完好，顶帮是否安全。
若发现支护损、缺等不安全问题时，应在处理后方后方可进行其它检修。
3.工作面的通风情况是否极佳。
风筒口距工作面的距离、沼气和二氧化碳浓度、温度等是否订明符合煤矿安全规程和作业规程的规定，通风设施是否完好、正常。
超过规定或不正常，不得进入工作面，并调查结果矿井调度室，采取措施或进行处理。
4.工作面的临时支护和空项蹁是否符合作业规程规定。
如不符合规定或不安全之时，必须立即进行支护。
否则，不准进入工作面作业。
5.巷道中、腰线是否正确。
如发现有问题时，应请测量人员适时应请进行校正。
第4条在施工过程中，必须按施工组织设计或作业规程和本操作规程规定进行作业，可以保证工程规格质量，并对所在岗位的安全工作并负责。
第5条在本工种与其他工种人员作业有关联时，开工前应主动与其联系，相互配合，保证安全施工。
第6条顶板管理必须按施工组织设计或规程的规定进行临时支护和永久支护。
严禁空顶作业，防止顶板事故。
第7条施工中，严格执行敲帮问顶制度。
开工前、钻眼前、放炮后，支护前都要进行敲帮问顶管理工作，及时找掉危岩活石。
找顶工作，必须遵守下列规定：1.转任找顶工作应由两名有经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板和退路。
找顶人应站在安全场所，观察人应站在打顶人的侧后面，并保证退路畅通。
煤矿掘进安全技术操作规程
煤矿掘进安全技术操作规程掘进打眼工一、一般规定第1条掘进打眼工必须经培训和考试合格后，方可上岗操作。
第2条钻眼前应清除完工作面余渣，露出实底。
第3条按测量给定的井巷中线、腰线延伸至工作面，并按作业规程中爆破说明书的炮眼布置方式，用量具确定炮眼圈径和每圈炮眼眼位。
第4条每圈炮眼应钻至同一水平位置，掏槽眼应按要求增加深度。
第5条钻眼时应避开残眼和岩层裂隙。
每个炮眼钻完后应及时封住眼口，防止掉渣堵眼，装药前应用压风清除炮眼内的煤（岩）粉和污水。
第6条检修钻具必须在指定修理室进行，严禁在工作面随意拆卸和检修钻具。
第7条禁止在旧眼、残眼内或在煤层裂缝中打眼。
打眼过程中，禁止用手或带手套扶托钻杆。
第8条有下列情况之一时，不准打眼或应立即停止打眼，在向上级汇报并妥善处理、确认安全后，方能继续打眼：1．迎头风流中瓦斯浓度达到1%时。
2．发现有煤和瓦斯突出征兆时。
3．发现煤岩层变潮、煤质松软，有挂红、挂汗、出现雾气、水叫、顶板附水加大、空气变冷的透水预兆时。
4．打眼中突遇压力水从钻孔流出时，应立即停钻并不准抽动钻杆。
5．工作面局部顶板来压、片帮严重。
6．空顶超过作业规程的规定。
7．支护不齐全、不牢固。
对上述1．2．3．4项，如情况紧急，还必须立即发出警报，撤出所有受威胁地点的人员。
第9条打眼工应和放炮员紧密配合，共同搞好安全生产，确保爆破效果良好。
二、其它要求第10条打眼前的检查和处理：1．对工作地点的顶板、煤帮、临时支护应进行全面检查，待问题处理后方可打眼。
2．必须扎紧袖口、裤管，扣好衣扣，围巾必须系在上衣内，严禁围巾和衣服的线头等外露。
三、打眼操作及其注意事项第11条两人操作，一人在凿岩机一侧领钎定眼，一人在另一侧握紧手把操作。
第12条开眼时，定好位后，使钻头顶紧定位点，间断地启动开关二、三次，使钻头钻进岩体。
第13条钻头钻进岩体后，根据爆破说明书的规定，调整打眼的方向和角度。
推进时要均匀使劲，不可用力过猛，要顺势推进。
煤矿工作掘进工作面作业规程
煤矿⼯作掘进⼯作⾯作业规程第⼀章地质概况⼀、巷道穿越的煤（岩）层和围岩特征及其柱状图1、煤层情况：721001⼯作⾯穿越2#（九尺）煤，煤层厚度稳定；⼯作⾯标⾼930—1069m，盖⼭厚度510—647m；煤厚1.80—3.01m，平均2.41m，结构简单。
预计靠近杜⼉坪断层的区段倾⾓变化较⼤，可能达到7°以上，影响正常掘进。
⼯作⾯前部煤厚较薄，约 1.8m，托夹⽯掘进，后半部夹⽯会逐渐尖灭。
切眼附近煤层较厚，约3.01 m。
3、煤岩层综合柱状图（见附图⼀）。
⼆、地质构造及其平、剖⾯图1、褶曲：⼯作⾯设计切眼附近为⼀向斜结构，轴向北西，两翼倾⾓平均为7°。
2、陷落柱：参照南九盘区陷落柱实际揭露情况，预计本⼯作⾯陷落柱发育，数量8—12个，预计长轴30—80m，短轴20—50m。
3、断层：预计⼯作⾯前部断层数量较少，只发育在陷落柱附近。
4、地质预测剖⾯图（见附图⼆）三、掘进⼯作⾯周围的采掘情况本⼯作⾯北邻南⼤巷及南翼总回风巷，南邻杜⼉坪断层，东邻南九盘区，西邻721002⼯作⾯（未送）。
四、掘进⼯作⾯周围的预计⽔⽂地质条件⽔⽂地质条件简单，地质构造附近有少量裂隙⽔。
最⼤涌⽔量0.05m3/min，正常涌⽔量0.001m3/min。
五、掘进⼯作⾯周围煤（岩）层预计⽡斯涌出量，煤层发⽕期、煤尘爆炸性等。
六、重要地质情况预报及提⽰1、杜⼉坪断层附近地质构造极其复杂，煤层倾⾓变化⼤。
陷落柱、断层数量多、个体⼤、落差⼤、延伸长、顶板裂隙发育，会给掘进施⼯带来较⼤影响，届时根据实际情况制定安全措施。
2、地质构造附近顶板破碎，裂隙发育，应加强顶板⽀护及两帮的维护。
3、2#煤层由2#上与2#两层逐渐合并为2#煤，其层间距变化较⼤，届时根据其实际层间距确定具体⽀护⽅式。
第⼆章⼯程概况⼀、巷道⽤途简述721001⼯作⾯包括正巷、副巷、切眼。
副巷为回采时运料巷；正巷为回采时运煤巷；切眼内安装⽀架、采煤机、运输机进⾏回采。
煤矿掘进作业规程
第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为:二、掘进的目的及用途三、巷道设计长度及服务年限设计长度：m，巷道设计倾角°。
服务年限：月四、预计开竣工时间开工时间：年月竣工时间：年月第二节编写依据一、掘进地质说明书及批准时间地质说明书名称：批准时间为：二、掘进施工设计施工设计名称：批准时间为：第二章地面位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表第二节工作面顶底板综合柱状图第三节地质构造第四节水文地质第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置平面图此处要求设计巷道要突出，粗双虚线表示，线条宽度为1mm第二节支护设计简单说明用该支护方式能否满足生产要求。
一、支护参数与要求二、巷道支护设计断面图第三节支护工艺一、支护方式的主要参数自行设计表格说明巷道支护的主要参数及支护材料的主要参数二、支护工序安排三、支护要求说明巷道的荒高、荒宽、净高、净宽，及巷道断面积，并且详细说明巷道施工过程中的支护质量标准要求。
第四章施工工艺第一节施工程序第二节凿岩方式一、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
二、打眼工具第三节爆破作业一、爆破条件：二、爆破指标三、爆破说明表四、炮眼布置图炮眼布置及说明：1、炮眼布置分为掏槽眼（）；周边眼（）…………；2、炮眼装药量为掏槽眼每孔装药量Kg；周边眼每孔装药量Kg，每孔必须装个炮泥。
3、必须正向装药，串联放炮，采用雷管爆破。
4、掘进循环进度m，每班两个循环，班进度m。
5、爆破顺序为眼→眼→眼→眼→眼第四节装载与运输一、装载方式二、运输方式三、装载设备运输方式表第五节管线敷设第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离二、风量计算按照焦作煤业（集团）有限责任公司“一通三防”管理规范有关通风参数计算的规定，进行计算和验算。
该掘进工作面拟选定使用局部通风机供风，该通风机的风量范围为m3/min。
（一）风量计算1、按瓦斯涌出量计算：2、按一次爆破所需炸药量计算：3、按工作地点交接班最多人数计算:4、经计算比较选用Q3 = m3/min作为该巷道掘进工作面需要风量。
掘进作业规程
掘进作业规程-第一章工程概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为9101回风巷。
二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成9101回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的回风、行人及管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：485.2m。
2、服务年限：6个月。
四、预计开竣工时间预计开工时间为2010年5月10日，竣工时间为2010年10月10日。
第二节编写依据《初步设计》说明书，批准时间为2006年2月。
《安全专篇》说明书，批准时间为2006年2月《9101回风槽平、剖、断面图》，批准日期：2010年4月。
《2010版煤矿安全规程》，煤炭工业出版社2010年第一版。
《煤矿作业规程编制指南》，煤炭工业出版社2005年9月第一版。
《龙贵煤矿各工种技术操作规程》。
第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表（附表1）水平-1280m工程名称9101上顺槽地面标高+1280m～+1240m井下标高-1030m～- 1090m地面的相对位置位于井田西南部牧场井下位置及四邻采掘情况该工作面上部为8101回采工作面，东以9#层轨道下山为界，南部为未采实体煤。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻为未开拓的采区，施工中主要受静压力影响。
第二节煤层赋存特征一、煤层赋存特征根据附近钻孔揭露情况，9-2煤层赋存条件较好，煤厚在0.96m～ 3.40m，均厚1.67m。
均为可采煤层。
顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或粘土岩，距下部9-3煤层0.05～ 1.74 m，平均间距0.86 m。
9-2煤层赋存于山西组第一岩段中部。
煤层产状：总体由西向东有增厚之势，煤层局部有变薄现象，厚度变化较稳定。
煤层赋存及煤质指标(附表2)煤层名称9-2煤煤岩类别半亮型厚度（m）平均1.67煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性煤层结构简单煤的自燃易自燃发火煤层倾角0～6°地温无异常品种焦煤地压中等容重1.45t/m3瓦斯工作面相对瓦斯涌出量为2.67m3/t硬度（f）1.45煤层顶底板情况（附表3）顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶砂质泥岩87.04灰至深灰色，较至密，砂泥质直接顶炭质泥岩4.8灰黑至黑色、易碎伪顶泥岩0.05灰黑色，含炭量较高，易碎易风化直接底泥岩0.05灰色、灰黑色、钙质胶结、局部有硅质结核，质软老底灰岩3.94深灰色，较坚硬9101上顺槽综合柱状图见附图1二、煤层瓦斯及自燃根据该矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。
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第一章地质概况第一节围岩特征一、煤层产状及特征2-1122巷掘进工作面为1、2#煤合并区，煤层结构相对简单，煤层平均厚度3.98m，煤层夹矸0.4m左右，工作面区域范围内有117、405号钻孔，从钻孔资料看，煤层厚度为3.75-4.21m，煤层结构为1.90（0.40）1.68m， 2#煤底板标高+90m～+160m。
普氏硬度：煤层f=1.5，夹矸f=2.0；煤层倾角3~-10°,平均倾角为6.5°。
二、顶底板岩性及特征基本顶为K8细粒砂岩：厚度3.4 m，深灰色以石英为主，含少量云母碎片及煤纹，次圆状，分选中等，具钙质胶结，局部夹泥岩薄层。
直接顶为砂质泥岩：厚度6.35m，黑灰色，断口平坦，含少量煤屑，夹细粒砂岩条带，下部见较丰富的植物茎化石碎片。
直接底为细粒砂岩：厚度2.4m，灰色，中厚层状，石英为主，含少量白云母片，顶部含炭质，次圆状，分选中等，泥质孔隙式胶结，顶部见少量植物化石碎片。
基本底为泥岩：厚度2~10m，黑灰色，厚层状，均匀层理，松软。
附图一：综合柱状图第二节地质构造2-1122巷掘进工作面前半部分呈一走向NE-SW、倾向NW的单斜构造，倾角3~6°，后半部分呈一坡度较缓的向斜构造。
如巷道在通过断层应力影响地段时，应当对顶板和煤帮加强支护，缩小锚杆、锚索间排距，帮部增加施工帮锚索的方式通过，同时必须做到“预测预报、有掘必探、有疑必钻、先探后掘”，做好防治水管理。
第三节掘进工作面周边情况工作面地表位于工业广场西南部，地表形态属低山黄土丘陵，以黄土梁、垣特征，黄土冲沟发育，工作面地表大部为农田耕地，无建筑物，黄土覆盖厚度30~90m，基岩厚330~530m。
工作面井下相对位置位于+80水平一采区的右翼，走向长1856m，倾向长250m，西南至三采区回风巷保安煤柱，东北至一采区轨道巷保安煤柱边界，西北、东南目前均未开采。
第四节水文地质根据勘探报告和水文地质补充勘探资料，水文地质条件属中等型，奥灰水位标高517~520m，属带压开采，2#煤层开采突水系数在0.040~0.055MPa/m，均未达到构造破坏地质突水系数，在无构造的情况下开采是安全的；2-1122掘进工作面主要水源为2#煤层上覆的K8、K9砂岩，其含水性弱，但遇构造、裂隙顶板有淋水，水量预计为5~10m³/h。
在掘进过程中如遇到构造，出水征兆、压力较大等异常情况必须执行“预测预报、有掘必探、有疑必钻、先探后掘”的防治水原则。
第五节煤层瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性2-1122掘进工作面1#、2#煤层属低瓦斯煤层，根据《一采区瓦斯基础参数测定报告》掘进范围预计瓦斯绝对涌出量为0.5~1.0m3/min，为低沼气煤层，煤层自燃倾向性属Ⅱ级自燃煤层，煤尘爆炸指数为32.77~37.50%，具有爆炸性。
第二章工程概况第一节巷道用途2-1122巷为2-112工作面进风巷，为满足回采时的进风、行人、运输和管路敷设等要求设计的。
2-1122联巷为2-1122巷掘进时进风、行人、材料运输设计的。
第二节巷道工程量设计长度：2-1122巷为1856m。
2-1122联巷为227m。
（2-11221联巷197m，2-11222联巷30m）附图二：巷道布置平面图第三节施工安排2-1122巷开口位置位于一采区右翼皮带巷6#导线点前66m为巷道正中，以方位236°42′掘进施工1856m后到切巷位置。
2-1122联巷开口位置位于一采区右翼皮带巷6#导线点前126m为巷道正中，以方位236°42′掘进施工2-11221联巷，掘进197m后，以巷道右手帮为巷道正中以146°42′开口施工2-11222联巷，施工30m后与2-1122巷贯通，形成系统后，施工2-1122巷。
第四节矿压观测观测对象：2-1122巷，2-1122联巷。
1、巷道施工30m后，开始布置综合测站， KGE30型顶板离层传感器每100m安设1个，YHY60A-m锚杆应力传感器每100m安设1个，特殊段可增设安装数量，对每个观察点标号挂牌，通过信号电缆把数据传输至地面计算机监测中心，对数据进行处理和分析。
2、观测时间：每天对巷道内每组顶板离层及锚杆应力情况进行分析处理。
3、数据处理：采取边施工、边观测，及时对监测数据进行分析、判断，并把监测结果反馈到设计和施工中，从而不断优化设计、补充措施、指导施工。
矿压观测内容、目的及手段一览表表一第三章巷道断面及支护第一节巷道断面2-1122巷断面设计为矩形，2-1122联巷断面设计为拱形。
巷道断面特征表表二附图三：巷道断面图第二节永久支护形式一、锚杆参数的选择1、锚杆长度①按平衡拱理论计算：由公式L=N³（1.1+W/10)计算确定式中：N——围岩影响系数，按设计规范中围岩分类，2#煤顶板f=4，为Ⅳ类顶板，所以N取1.1W——巷道跨度，mL——锚杆总长度，m则：L=1.1³（1.1+5.0/10）=1.76②按悬吊理论计算：由公式L=KH+l+T2计算确定L——锚杆总长度，mK——安全系数，一般取2H——软弱岩层厚度，ml——锚杆锚入坚固岩层的深度，一般取0.3mT2——锚杆外露长度，一般取2-5cm则：L=2³0.8+0.3+0.05=1.95m选取锚杆长度2.5m，大于1.95m，符合设计要求。
2、顶锚杆直径由公式d=L/110计算确定。
式中：d——锚杆直径，mm则：d=1950/110=17.7mm选取锚杆直径d=22mm，大于17.7mm，符合设计要求。
3、锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径确定根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为4~10mm，锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为3~5 mm，因此锚杆钻孔直径R孔在26~32之间，树脂锚固剂直径R树在23~27mm之间。
取R孔=32mm，R杆=23mm，均在计算范围之内，符合设计要求。
4、锚固方式和长度①巷道顶板属于Ⅳ类顶板，为保证锚杆锚固力、扭矩达标，选用加强锚固。
②锚固长度：加强锚固要求锚固长度为0.3~0.9倍锚杆长度，取0.3倍，则锚固长度L锚=0.3³2.5m=0.75m，选用Z2388型1条CK2340型1条树脂锚固剂，锚固剂长度等于880mm+400mm＝1280mm。
实际锚固长度：根据公式L锚=(L树²R2树)/（R2孔-R2杆）式中：L锚——树脂锚固剂锚固长度，mmL树——树脂锚固剂长度，mmR 树——树脂锚固剂半径，mm R 杆——锚杆半径，mm R 孔——钻孔半径，mm 则：实际锚固长度L 锚=(1280³11.52)/(162-112) =1254mm ＞750mm 5、锚杆间、排距 由确定公式M ≤0.5L 和 a=KHrQ确定。
式中：M ——锚杆间距，m 式中：a ——锚杆排距，m 。
Q ——锚杆设计锚固力90KN/根。
H ——冒落拱高度H=B/2f=5/（2³4）=0.625 r ——被悬吊泥岩的容重取2.3³1000kg/m 3 K ——安全系数，一般取K=2则：①M 理=0.5³1.76=0.88m ；M 实=0.5³2.5=1.25m②a=KHr Q =0.6259.8103.221000903⨯⨯⨯⨯⨯ =2817590000 =1.787m 。
根据+80水平2#煤层埋藏深度达419-502m ，整体压力大，取间、排距M=0.8m,小于1.25m 和1.787m ，符合设计要求。
二、锚索参数的选择 1、锚索长度根据锚索加强支护设计原理，锚索长度取决于巷道顶板岩性、岩体结构、巷道工程尺寸和坚硬岩层位置，坚硬顶板岩层，高度小于3倍巷道宽度时，锚索长度取决于坚硬层位置。
锚索锚固段要设计在坚硬岩层内1.0~1.5m 内。
根据工作面岩性分析，直接顶泥质粉砂岩0~6m ，基本顶中砂岩4.1~6.0m ，因此锚索应锚固在砂岩中。
L 锚索=L 外露+L 有效+L 锚固 式中：L 锚索：锚索长度，mL 外露：锚索外露长度（一般取0.2m)； L 有效：锚索有效长度，m ；取4.5m ；L 锚固：锚索的锚固长度，m 。
每孔3条Z2388和2条CK2340树脂锚固剂。
L=880³3+800=3440mm=3.44m 。
L 锚固=绳孔杆222-R R R L ⨯³K=2229-155.113440⨯³0.85=2685mm 式中：K ——锚固剂充实系数，取0.85 则：L 锚索=L 外露+L 有效+L 锚固=0.2+4.5+2.685=7.385m选取锚索长为8.3m ，大于7.385m ，符合设计要求。
2、锚索排间距锚索间排距根据锚杆失效时，需锚索所承担的有潜在垮落趋势危岩载荷确定。
①巷道自然平衡拱高度b 。
b=a/f k式中：a ——巷道掘进顶宽之半，m f k ——顶板岩石坚固系数，f k =4 b=a/f k =（5.0÷2）÷4=0.625m ②巷道潜在冒落拱面积SS=43ab=43³2.5³0.625=2.083（m 2）③每m 巷道顶压值Q则Q=S γk =34ab γk =34²fka 2²γk式中：γk ——为顶板岩石的容重，kg/m 3 γk ——2.4³103kg/m 3Q=S γk =34ab γk =34³320.5(2）÷³2.4³103≈6667（kg/m ）④点锚索能承受的冒落危岩的长度LL=n r s Wk ··式中：W ——点锚索的极限破断力，W=230KN n ——安全系数，取1.6L=n r s W k ·· =6.18.9104.2083.21023033⨯⨯⨯⨯⨯ =2.93（m ） 取锚索排距3.2m ，大于2.93m ；取间距2m ，符合设计要求 三、支护方式 （一）、永久支护1、2-1122巷设计断面为矩形，采用锚网梁锚索联合支护，顶部每排为7根φ22³2500mm 高强螺纹钢锚杆，每根锚杆采用1条CK2340树脂锚固剂和1条Z2388树脂锚固剂，锚杆排间距800³800mm ，两边肩角锚杆距帮100mm, 与顶板向外偏15°角打设，其余垂直于顶板；两帮为5根φ20³2000mm 高强螺纹钢锚杆，锚杆排间距800³800mm ，最上一根帮锚杆距顶板200mm ，与巷帮向上偏15°角打设，其余帮锚杆垂直于巷帮，最下一根锚杆距底板400mm ，与巷帮向下偏15°角打设；顶部两肩角垫片为φ130mm ³8mm 楔形垫片，其余都为φ130mm ³8mm 碟形垫片；巷道顶板锚索为“三• 二”布置，布置三根时，间排距为1700³2400mm ，布置两根时，间排距为2000³2400mm，锚索规格φ17.8³8300mm，采用2条CK2340和3条Z2388树脂锚固剂，钢板规格400³400³100mm。